胡寶文 李長洪,2 魏曉明
(1.北京科技大學土木與環境工程學院,北京100083;2.金屬礦山高效開采與安全教育部重點實驗室,北京100083)
無底柱分段崩落法將礦體自上而下按照一定高度間距劃分多個分段進行回采,同一分段巷道按相同定間距進行布置,下一分段的巷道與上一分段巷道在深度方向上成菱形關系布置。各分段的鑿巖、崩礦和出礦等工作均在回采巷道中進行,因此回采巷道—進路在掘進支護結束后,其頂板及兩幫的內部應力變化主要來自于回采空間的變化和爆破動壓的作用[1-2]。基于此,以北洺河鐵礦為工程背景,采用現場監測的方法,研究回采空間變化對進路頂板、拱腳及兩幫內部巖體應力的影響規律及影響機理,為此類礦山安全生產及合理支護提供理論依據。
北洺河鐵礦屬接觸交代矽卡巖型鐵礦床,礦床埋藏于北銘河河床之下,被第四系黃土和河床卵石覆蓋。礦體主要賦存于奧陶系中統石灰巖與燕山期閃長玢巖的接觸帶處。礦區內的主要控礦構造為背斜褶皺(弧型背斜構造),其軸向由東西漸變為北西向,褶皺發育在灰巖中,軸部有一寬200 ~300 m 的裂隙發育帶,被閃長玢巖、磁鐵礦、矽卡巖及斷層角礫巖占據。由于褶皺和巖漿侵入,巖層產狀較亂、層間錯動劇裂,巖體破碎。
北洺河鐵礦采用無底柱分段崩落法進行采礦作業,階段高120 m,分段高15 m。垂直分段運輸聯絡巷道每隔18 m 掘進回采進路,各分段自上而下進行回采,回采礦石經溜井下放到-230 m 水平運輸巷道。炮孔布置方式為上向垂直扇形深孔,炮孔排間距為1.7 m。目前該礦的開采主要集中在-140 水平和-155 水平,-125 m 水平以上的礦體已基本開采完畢。隨著開采深度的不斷增大,井下采場地壓逐步顯現,主要表現為采場進路圍巖變形嚴重,垮塌冒頂。地壓顯現位置主要集中在礦體中部與右翼端部斷層附近,對應于-140 m 水平的3#采場區域、13#采場的端部區域、-155 m 水平2#采場區域,以及4#采場和11#采場區域。同時通過現場調研,發現在回采過程中,隨著回采工作面的推進,某些進路的頂板會在一定范圍內呈現垮塌冒頂,兩幫側鼓變形嚴重(圖1(a)、圖1(b)),對于圍巖條件不好的進路,此類現象更為明顯。

圖1 采場進路垮冒變形狀況Fig.1 Deformation and collapse state of roadways
采用的監測方式主要為徑向應力監測,監測儀器是由北京華測智創科技有限公司生產的HC -1300振弦式鋼筋應力計。該應力計的工作原理是:當鋼筋計受軸力時,彈性鋼弦的張拉變化會改變鋼弦的振動頻率,據此通過采集到的鋼弦頻率值及相應的公式換算出對應的力值。為測量進路圍巖不同深度的徑向受力,每個方向的測量使用3 個鋼筋應力計,各應力計通過螺紋鋼筋焊接起來,最終加工成一根測力錨桿(圖2(a)、圖2(b))。各鋼筋應力計所處深度分別為1.5、2.5 、3.5 m。

圖2 測力錨桿的制作Fig.2 Manufacture of force anchor
振弦式鋼筋應力計在加工成測力錨桿之后,用于測量頂板,拱腳和兩幫內部巖體的徑向受力(圖3)。安裝方法采用砂漿錨桿作業,即先注漿后放錨桿。具體操作如下:選用P42.5 普通硅酸鹽水泥作為膠結體,選用清潔、堅硬的中細砂,粒徑不宜大于2.5 mm,使用前過篩。根據《GB50086—2001 錨桿噴射混凝土支護技術規范》,水泥與砂之比為(1∶ 1)~(1∶2),水灰比宜為0.38 ~0.45。砂漿在攪拌過程中,可以放入適量的速凝劑,待攪拌均勻后開始注漿。注漿過程中的一個關鍵點是要保證注漿的飽滿程度,首先要求注漿管插入距孔底5 ~10 cm,然后隨砂漿的注入而緩慢勻速拔出,最后迅速將錨桿推入孔內并用沙袋封死孔口。注漿完成3 d 后,對各個傳感器進行應力調零處理。

圖3 儀器安裝示意Fig.3 Schematic diagram of instrument installation
為探究回采空間變化對進路頂板、拱腳及兩幫內部巖體應力的影響規律及影響機理,即回采工作面向監測斷面的推進對該監測斷面內部巖體的應力影響,需進行現場數據采集及分析。數據采集方式如下:當監測進路進行1 次爆破退采或相鄰進路進行1 次爆破退采,則下井進行1 次數據測量,如若未開采則保持數據采集周期至少為每3d 1 次。限于篇幅,本文僅列舉具有代表性的-140 m 水平3 -20 進路的監測數據,提取針對于該監測進路每次爆破回采的受力數據進行分析。
圖4 顯示的是3 -20 進路頂板、左側拱腳、右側拱腳,左幫及右幫內部不同深度處應力計受力隨回采工作面向監測斷面推進的變化。

圖4 3 -20 進路的監測結果Fig.4 Monitoring results of drift 3 -20
由圖4 可看出,各監測位置的應力計所表現出的總體變化趨勢是基本一致的,即隨著回采工作面的推進,應力計的受力得到抬升,且整體表現為受拉。圖4(a)表明頂板處的錨桿受力較為均勻,3 個應力計的力值變化幅度與趨勢基本保持一致。當監測斷面距離回采工作面大于25 m(15 排炮排間距)時,應力計受力基本未發生變化,這說明該處頂板上方巖體未因開采擾動而發生變形。當監測斷面距回采面25 ~15.3 m 范圍內,應力計的受力開始發生輕微抬升,即此時的開采擾動已引起頂板上方內部巖體發生輕微變形,錨桿開始受力。當回采工作面推進到15.3 m范圍以內,出現應力拐點,應力計的受力明顯抬升,即此時頂板上方的內部巖體發生相對較大的變形或斷裂錯位。直到最后1 炮排間距1.7 m 時,頂板上方的內部巖體發生較大斷裂滑移和冒落,促使錨桿與巖體發生局部的滑移分離,發生卸壓現象。
圖4(b)~圖4(c)展示的是監測斷面左側拱腳與右側拱腳,沿垂直于拱腳弧線方向的內部應力計受力變化趨勢。由圖4(b)可以看出左側拱腳1.5 m 處的應力計在距回采面15.3 m 時,出現應力拐點,應力計呈現明顯受拉上升狀態。在距離回采面6.8 m 時(4 排炮排間距),拉力達到峰值,然后開始緩慢卸壓,即此時由于巖體變形增大,在某些部位超過錨桿的拉拔強度,促使錨桿與巖體發生局部的滑移。左側拱腳2.5 m 處的應力計,則在開始階段表現為受壓狀態,但當回采面推進到15.3 m 范圍以內,開始呈現受拉狀態,并逐漸增大,在最后1 排炮排間距時達到峰值。3.5 m 深度處的應力計受力變化趨勢與1.5 m 深度的應力計變化趨勢基本一致,但后期測量數據超出量程,故不在此羅列。圖4(c)同樣表明右側拱腳2.5 m 處的應力計的受力在距回采面15.3 m 附近開始呈現明顯抬升趨勢,而在還有2 排炮排間距時發生卸壓。1.5 m 深度處的應力計受力值則在最后1 排炮排間距發生明顯抬升。3.5 m 處的應力計數據出現異常,故未羅列。由兩側拱腳不同深度部位的應力計的受力變化趨勢,可以看出巖體變形的非協調性以及非均質性。巖體的內部應力狀態在采動因素作用下發生變化,導致有些部位發生較大的斷裂滑移,有些部位發生壓縮變形,有些部位發生拉伸變形,因此可以看到拱腳不同深度的應力計在隨著采動空間的變化會呈現不同量值,甚至受力方向不一致,同時兩側拱腳的變形受力呈現非對稱狀態。
圖4(d)~圖4(e)展示的是監測斷面兩幫內部不同深度應力計的變化趨勢。可以看出兩幫錨桿的受力總體趨勢表現為隨回采工作面的推進,力值增大,以徑向受拉為主,但也呈現非對稱狀態。這是因為兩幫內部巖體受到豎向來壓作用會產生剪脹作用,由此導致巷道收斂變形和錨桿拉力增大。左幫1.5 m 處的應力計呈現受壓狀態,筆者認為這是由于巖體非均質性所造成,即1.5 m 范圍內的巖體剛度相對于另外2 個深度范圍內的巖體剛度較大時,剛度大的巖體拉伸變形小,剛度小的巖體拉伸變形大,最終導致1.5 m 處的應力計呈現為受壓狀態。
通過對上述監測結果以及其他進路監測結果的分析,可以將回采空間變化對巷道圍巖地壓的影響大致劃分為3 個階段:穩定階段、承壓階段、卸壓階段。當監測斷面距回采工作面15 排炮排間距以外時,其巖體變形與應力狀態不受開采擾動的影響。當監測斷面距回采工作面5 ~15 排炮排間距范圍內時,監測面處的巖體處于承壓階段。該階段包含2 個承壓階段,開始受力階段與受力明顯抬升階段,當回采面推進到5 ~10 排炮排間距范圍內,開始出現應力拐點,應力上升加快。當回采工作面推進到1 ~5 排炮排間距范圍內,巖徑向受力處于來壓峰值階段,或處于來壓峰值與卸壓2 個階段,某些圍巖條件較好的進路會在此范圍一直保持承壓狀態,不會卸壓,而圍巖條件相對較差的進路會在此范圍內經歷一個應力峰值后,進行卸壓。最后通過監測斷面的受力過程分析,可以依據對應的階段將巷道圍巖劃分為穩定區域,承壓區域與卸壓區域。
由無底柱崩落法的特點可知,當巷道端部完成切割拉底后,沿巷道方向的水平構造應力解除,頂板受力狀態由三維受力變為二維受力狀態,這容易導致臨近爆破面附近的巖體易發生壓剪和拉伸破壞[2-3]。頂板上方除受到來自上方礦體的自重作用,同時還有上覆巖層的重力效應,這二者的耦合作用對臨近爆破面附近的頂板圍巖形成應力集中效應,對頂板圍巖易造成較大的變形或斷裂,形成塌冒,同時兩幫也因壓剪作用產生碎脹變形而片幫。
在探討巷道圍巖損傷分析時,還需考慮采準和回采爆破所形成的壓縮應力波會對一定范圍內的巖體造成沖擊損傷,同時壓縮應力波會在巷道自由面上反射形成拉伸應力波,對其巷道表面的混凝土及巖體造成拉伸破壞[4-7]。在爆破完成后,頂板上方的豎向來壓在爆破面附近達到峰值,作用在損傷的巖體之上,加劇了巖體的損傷程度,最終造成較大的變形或斷裂滑移。因此這一范圍內豎向壓力監測結果和徑向受力監測結果,往往會出現卸壓規律。
為分析頂板圍巖損傷情況,在回采工作面附近的頂板鉆取10 m 巖芯,然后依此間隔5 ~8 m,再取10 m 巖芯,每條進路共取5 組巖芯。通過單獨統計每2 m 巖芯的RQD 系數值,再結合克里格法,繪制出沿進路走向和頂板深度方向上的RQD 云圖。由圖5 可以看出距離爆破面5 m 以內,頂板深度2 m 以內,RQD系數值較低,這表明巖體的損傷度較高,完整性較差,內部裂隙較多。圖6 展示的是臨近爆破面的部分取樣巖芯,可以看出2 m 范圍以內的巖芯破碎嚴重。同時現場頂板處錨桿的受力數據也表明,一般在1 ~5排炮排間距范圍以內,錨桿受力處于上升峰值階段,或峰后下滑階段。由此可以看出在此范圍內的頂板穩定性最差,風險性較高,特別是在圍巖條件較差的區域,較易發生冒頂。因此要在圍巖條件較差的區域,如斷層破碎帶,礦巖接觸帶,以及軟巖地帶等,進行提前加強支護,防止來壓前造成大面積的垮塌事故。此外還可以減少分段用藥量或多設分段,削減沖擊損傷。最后基于巖體蠕變損傷效應,還應加快回采速度。

圖5 進路頂板RQD 云圖Fig.5 RQD contour map of drift roof

圖6 臨近爆破面的取樣結果Fig.6 Sampling of rock core nearby blasting surface
(1)無底柱崩落法的巷道斷面的徑向受力監測結果表明巷道地壓隨退采空間的變化可大致分為3個區域:穩定區、承壓區、卸壓區域。其中承壓區可以再次細分為2 個區域:開始受力區域,主要受力區域。主要受力區域在距回采工作面5 ~10 排炮排間距范圍內,該區域會出現應力拐點,即應力上升加快。
(2)巷道斷面徑向受力,整體均表現為受拉傾向,但在起始受力階段,起拱線和兩幫處的某些局部位置會呈現受壓狀態。隨著回采工作面的臨近,受壓狀態最終會轉變為受拉狀態。這是由巖體的本身內部的非均質性及應力狀態的復雜性所決定,同時也體現了錨桿作用機理的復雜性。
(3)一般在距1 ~5 排炮排間距范圍內,巷道圍巖處接近來壓峰值階段,或處于來壓峰值與卸壓2 階段。在此范圍內的頂板損傷程度較高,穩定性較差,屬于施工危險區域。因此對于圍巖條件較差和地壓本身顯現的區域,需要在采動來壓前,加強支護,抵抗巖體變形。同時通過減少分段藥量或多設分段,削減沖擊損傷。最后加快這一區域的回采進度,避免流變損傷。
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